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Université du Québec Institut national de la recherche scientifique
Eau, Terre et Environnement
ÉVALUATION DE LA FLOTTATION SÉLECTIVE DES MINÉRAUX DU GROUPE DU PLATINE D’UN MINERAI DE CHROMITE DU COMPLEXE DE MÉNARIK
par
François Larouche Ing. Jr. - Génie métallurgique
Mémoire présenté pour l’obtention du grade de Maître ès sciences (M.Sc.) en sciences de la terre
Jury d’évaluation
Examinateur Externe Monsieur René del Villar Département de génie métallurgique Université Laval Examinateur Interne Monsieur Guy Mercier INRS-ETE Université du Québec Directeur de recherche Monsieur Mario Bergeron INRS-ETE Université du Québec Codirecteur de recherche Monsieur Marc Richer-Laflèche INRS-ETE Université du Québec
Tableau 43 : Spectre EDS de la figure 24 -------------------------------------------------------------------------149
Tableau 44 : Spectre EDS de la figure 26 -------------------------------------------------------------------------149
Tableau 45 : Spectre EDS de la figure 30 -------------------------------------------------------------------------150
Tableau 46 : Spectre EDS de la figure 31 -------------------------------------------------------------------------150
Tableau 47 : Spectre EDS de la figure 32 -------------------------------------------------------------------------150
Tableau 48 : Spectre EDS de la figure 33 -------------------------------------------------------------------------151
Tableau 49 : Spectre EDS de la figure 34 -------------------------------------------------------------------------151
1
Introduction
Les éléments du groupe du platine (ÉGP), par leurs propriétés physiques et chimiques,
sont d’une importance cruciale pour l’activité humaine contemporaine. Ils forment un
ensemble de six éléments aux propriétés semblables incluant le platine, le palladium,
l’iridium, le ruthénium, le rhodium et l’osmium. Ces métaux nobles sont utilisés
principalement comme catalyseurs dans l’industrie automobile et industrielle ainsi qu’en
joaillerie. Ils sont aussi utilisés comme conducteurs dans les nanotechnologies, comme
électrodes pour les piles à combustible et comme principal alliage dans les outils de
dentisterie (Barnes et Fedette, 2001). Ils proviennent majoritairement de l’industrie
minière sud-africaine. Plus particulièrement du complexe intrusif de Bushveld, une région
minière très riche en sulfures de nickel, en chromite et en minéraux platinifères.
Néanmoins, grâce au bassin minier de Sudbury, le Canada en est le troisième producteur
en importance au monde derrière la Russie.
Par ailleurs, deux types de gîtes platinifères sont reconnus dans le milieu scientifique,
soit les gîtes primaires et les dépôts alluviaux (Habashi, 1997). Les gîtes primaires
proviennent du refroidissement de magmas chargés en éléments du groupe du platine ou
d’une transformation métamorphique subséquente de complexes intrusifs. Pour leur part,
les gîtes dits secondaires sont originaires d’un processus d’altération et d’effritement de
gîtes primaires. La minéralogie des métaux platinifères est très complexe. En effet, ces
métaux précieux sont retrouvés sous forme de minéraux ou d’alliages en inclusion dans
d’autres minéraux porteurs et sont très réfractaires à leur extraction. Parmi ces minéraux
porteurs, on retrouve principalement la chromite et les sulfures de fer, de nickel et de
cuivre. En minéralurgie, la concentration des éléments platinifères se fait principalement
par la flottation des sulfures métalliques qui y sont associés ou par des méthodes de
séparation densimétriques ou gravimétriques (Xiao et Laplante, 2004). Chez les
exploitants sud-africains, les procédés de flottation utilisent généralement de puissants
collecteurs anioniques tels le xanthate et le dithiophosphate qui sont utilisés afin de flotter
les sulfures porteurs des métaux du groupe du platine (Wiese, Harris et Bradshaw,
2005b). Plusieurs recherches ont été réalisées afin de déterminer les conditions
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d’opération optimales des cellules de flottation. Elles serviront de référence pour
appliquer cette technique de concentration au minerai du complexe de Ménarik.
Toutefois, il est reconnu que l’étape de flottation cause la majeure partie des pertes
diminuant ainsi la récupération des métaux précieux.
À la lumière de ces informations, il est possible d’affirmer que les technologies
actuellement employées pour exploiter ces ressources requièrent une grande quantité
d’énergie et représentent un impact considérable sur l’environnement. Toutefois, une
nouvelle approche (Bergeron et Laflèche, 2005) permet d’extraire ces métaux précieux en
évitant les coûts énergétiques associés aux méthodes conventionnelles. De plus, cette
percée scientifique offre la possibilité d’utiliser les ressources primaires ou secondaires.
Ce procédé pilote de lixiviation au chlore gazeux a affiché des taux de récupération de
100% pour plusieurs éléments du groupe du platine lors d’essais de laboratoire sur des
minerais standardisés. La technique met en contact du chlore gazeux, du monoxyde de
carbone ainsi qu’une ressource platinifère dans un chlorurateur chauffé entre 450°C et
700°C (Bossé, 1996). Cette étape complexifie les métaux du groupe du platine qui sont
ensuite solubilisés dans de l’acide chlorydrique dilué.
Suite à un projet d’exploration minière dans la région du lac de Ménarik, un gisement
chromifère riche en éléments du groupe du platine a été découvert près de Radisson. Cette
ressource platinifère pourrait être utilisée comme alimentation pour la nouvelle
technologie d’extraction préalablement à une concentration du minerai par la flottation
sélective des sulfures porteurs des ÉGP. C’est donc dans l’optique d’extraire ces métaux
avec le chlorurateur à partir du minerai provenant du complexe de Ménarik que le présent
projet de recherche s’inscrit. Ainsi, il devra inclure une caractérisation de l’indice minéral
à l’étude en commençant d’abord par une analyse des éléments et des minéraux le
composant. Ensuite, une observation par microscopies optiques et électroniques permettra
d’identifier et de caractériser les minéraux platinifères et de déterminer la taille de
libération des différentes phases minérales d’intérêt. Enfin, l’interprétation modale pourra
évaluer semi-quantitativement la présence des principaux minéraux. Ces analyses se
feront au moyen d’un microscope électronique à balayage, d’un spectrophotomètre
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d'émission atomique au plasma, d’une microsonde électronique et d’un appareil de
diffraction des rayons X. Lorsque ces informations auront été obtenues, il sera possible de
réaliser les essais de flottation afin de déterminer les conditions d’opération qui
permettent l’extraction des minéraux du groupe du platine contenus dans le minerai de
l’indice chromitite Cr-1. La première étape des études de flottation sera d’effectuer des
essais sur une cellule de flottation de laboratoire de type Denver D1 qui permettront de
spécifier le choix des agents chimiques adéquats. Ensuite, la réalisation d’un plan
d’expériences complètera les informations nécessaires à la modélisation des variables
d’influences.
Les résultats attendus amèneront des informations supplémentaires pour l’élaboration
d’un projet minier d’extraction du chrome et des éléments du groupe du platine sur le site
proposé avec l’aide des partenaires industriels déjà impliqués dans le projet de recherche.
Cet essor minier permettra sans aucun doute l’émergence d’une nouvelle richesse dans
une région qui dépend grandement des ressources naturelles, particulièrement au sein des
communautés autochtones de la Baie James. De plus, les retombées socio-économiques
majeures qu’engendrerait l’exploitation du gisement de chromite platinifère du complexe
de Ménarik sur la région et pour la société québécoise sont d’autant plus intéressantes que
les impacts sur l’environnement seraient minimisés.
Ce rapport est divisé en plusieurs parties dont la première révise les concepts de bases
de l’étude et résume l’ensemble des documents faisant référence à un travail similaire. Le
chapitre suivant aborde les problématiques et présente les objectifs de la recherche. Par la
suite, la méthodologie expérimentale et la planification des expériences sont détaillées. La
cinquième partie caractérise la minéralogie du minerai. Enfin, les résultats des
expériences de flottation sont présentés et discutés en suivant une approche de
modélisation statistique.
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1. Revue de littérature
1.1. Définitions et généralités
1.1.1. Définitions et propriétés des éléments du groupe du platine
Les éléments du groupe de platine (ÉGP) comprennent principalement les six éléments
du tableau périodique suivants : le platine (Pt), le palladium (Pd), l’iridium (Ir), l’osmium
(Os), le rhodium (Rh) et le ruthénium (Ru). Ces métaux présentent plusieurs
caractéristiques très recherchées telles qu’une bonne résistance à la corrosion, un point de
fusion élevé, une inertie chimique, une excellente capacité catalytique ainsi que de bonnes
propriétés thermoélectriques et mécaniques. Ceci explique pourquoi ils sont utilisés dans
de nombreuses situations sous forme d’alliages ou à l’état pur. Leur aspect métallique
lustré similaire à l’argent, d’où l’origine du mot platine, ainsi que leur rareté en font des
métaux précieux prisés par les joailliers (Habashi, 1997). Leur utilité première est sans
contredit due à leur bonne propriété catalytique. Du point de vue mécanique, ils
présentent généralement une structure cubique face centrée à l’exception du ruthénium et
de l’osmium qui ont une structure hexagonale compacte. Ces deux derniers sont d’ailleurs
très difficiles à travailler à l’état pur même à haute température (Cabri, 1981). À l’inverse,
le platine et le palladium sont les métaux du groupe du platine les plus malléables et les
plus ductiles. D’autre part, l’iridium a une faible ductilité même à l’état pur et le rhodium
peut être laminé en feuilles à partir de 350°C. Ces derniers forment d’ailleurs un métal
ductile et très résistant lorsqu’ils sont alliés au platine et au palladium.
Les ÉGP ont également une bonne résistance chimique face aux réactifs aqueux
communs (Carbi, 1981). Pour dissoudre ces éléments, il est préférable d’utiliser des
mélanges d’acides forts comme l’aqua regia. Ce mélange est efficace pour solubiliser les
six éléments, toutefois il forme un oxyde volatil avec l’osmium. Il faut donc être très
prudent avec cette méthode de dissolution en raison des pertes d’osmium qu’elle peut
engendrer. L’aqua regia doit sa capacité à attaquer les ÉGP grâce notamment au fort
pouvoir oxydant du chlore et des chlorures nitriques formés, mais aussi parce que l’acide
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chlorhydrique se complexifie avec les ions métalliques pour former des produits de
corrosion très stables.
Certains spécialistes classent les ÉGP en deux groupes par rapport à leur densité
respective soit les plus lourds que l’or (ÉGP-lourds), comprenant l’osmium, l’iridium et le
platine, et les plus légers (ÉGP-légers), rassemblant alors le ruthénium, le rhodium et le
palladium. La densité spécifique des ÉGP-légers varie entre 12,0 et 12,4 alors que celle
des ÉGP-lourds varie plutôt entre 21,0 et 22,5 (Cabri, 1981). Cependant, la classification
couramment utilisée est basée selon leurs comportements géochimiques communs. On
distingue alors le groupe de l’iridium (I-ÉGP) dont fait partie l’Ir, l’Os et le Ru et le
groupe du palladium (P-ÉGP) constitué du Pd, du Pt et du Rh. Certains complexes
correspondent bien à cette subdivision, d’autres beaucoup moins (Houlé, 2000).
1.1.2. Définitions et propriétés des minéraux du groupe du platine
Les ÉGP se retrouvent que très rarement à l’état natif en milieu naturel. Ils forment
généralement des composés, des alliages ou des complexes qui se cristallisent en
minéraux (Habashi, 1997). Selon la base de données minéralogiques webmineral.com, il
existerait quelque 129 espèces minérales platinifères reconnues par l’Association
Minéralogique Internationnale (IMA) en 2005 (www.ima-mineralogy.org), plus de 500
phases d’ÉGP non-identifiées ou non-approuvées par l’IMA ainsi que 20 minéraux autres
que des MGP qui contiennent des ÉGP à différentes concentrations. En plus des phases
minérales, les ÉGP peuvent se retrouver en solution solide avec d’autres minéraux
principalement avec le nickel. Également, ils se présentent sous forme binaire (Laurite,
RuS2), tertiaire (Maslovite, PtBiTe) ou quaternaire (Inaglyite, PbCu3 (Ir,Pt)8S16) dans
lesquelles les platinoïdes s’associent avec un, deux ou plusieurs éléments (Cabri, 1981).
À noter que les substitutions entre ÉGP sont fréquentes de part leurs similitudes (Cabri,
1981).
Ceux qui possèdent un potentiel minéralogique significatif sont listés ci-après :
As, Bi, Cu, Fe, Hg, In, Ni, Pb, S, Sb, Se, Sn et Te.
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1.1.3. Histoire et impacts des métaux du groupe du platine
La présence des métaux précieux dans l’empire égyptien a été mise en évidence par la
découverte d’un étui en or datant du septième siècle Av. J.-C. recouvert d’inscriptions en
argent dont un caractère du hiéroglyphe était en platine (McDonald, 1982). Au 16e siècle,
les espagnols dans leur recherche d’or au nouveau monde auraient trouvés des gisements
alluviaux de platine. Ce métal était, à cette époque, considéré comme une nuisance. L’or
blanc, ainsi dénommé au 18e siècle, pris de l’importance lorsqu’il eut été possible de le
fondre. En raison de sa densité comparable à celle de l’or et de son faible prix, il était le
métal idéal pour altérer l’or (Habashi, 1997). C. Wood (1702-1774), considéré comme le
découvreur officiel du platine, a initié l’investigation scientifique du platine avec l’aide de
plusieurs collaborateurs tels que W. Watson (1715-1787) et W. Lewis (1708-1781)
(McDonald, 1982). Au début du 19e siècle, le palladium, le rhodium, l’osmium et
l’iridium furent découverts. Le ruthénium quant à lui sera découvert au milieu du 19e
siècle. Par ailleurs, les premiers gisements platinifères ont été découverts dans la première
moitié du 19e siècle plus précisément dans les montagnes de l’Oural. Le procédé
Wollaston dans lequel le matériel brut est dissout dans l’aqua regia, puis purifié par la
précipitation de l’hexachloroplatinate d’ammonium a mené à la formation de la
compagnie Johnson, Matthey & Co. à Londress en 1817. Ce procédé avait son équivalent
russe qui fut développé dans les mêmes années (McDonald, 1982).
C’est à partir de la fin du 19e siècle que le marché du platine prend de l’expansion avec
la Russie en tant que plus grand producteur et les États-Unis en tant que plus grand
consommateur. Après l’abandon de l’industrie par les russes, la Colombie est redevenue
le premier producteur de platine. La ressource provenait alors exclusivement de dépôts
alluviaux. La Première Guerre mondiale marque également l’entrée en scène de
l’industrie canadienne du platine en raison de l’ouverture de plusieurs mines de nickel
dans lesquelles les métaux du groupe du platine étaient des sous-produits d’extraction. À
ce moment, les deux plus grands producteurs étaient nuls autres que Mond Nickel Co.
(INCO) et Falconbridge Nickel Mines. L’augmentation de la demande mondiale en
platine a permis à l’Afrique du Sud de devenir un important producteur avec la
découverte de nombreux gîtes associés au complexe de Bushveld et plus spécifiquement
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au renommé Merensky Reef (1925). Dès la Deuxième Guerre mondiale, ce pays devint le
principal producteur de métaux du groupe du platine au monde.
De nos jours, le second producteur en importance est la Russie. En outre, ce pays est le
plus gros producteur de palladium. Grâce à l’exploitation du complexe de Stillwater, les
États-Unis se place au 4e rang, juste devant le Canada où la production en ÉGP de
première fusion était de 18,5 tonnes en 2003. Au niveau mondial en 2003, c’est 194,1
tonnes de platine de première fusion et 20 tonnes de platine récupérées qui ont été
produites. Le graphique suivant montre l’évolution de la production mondiale de métaux
du groupe du platine et celle spécifique des continents producteurs pour les années 1997 à
2002 (Chevalier, 2004).
Graphique 1 : Évolution de la production des ÉGP selon les continents
1997
1998
1999
2000
2001
2002
0
50 000
100 000
150 000
200 000
250 000
300 000
350 000
400 000
450 000
Production (Kg)
Année
Total Océanie
Total Asie
Total Amériques
Total Europe
Total Afrique
Les productions élevées de l’Afrique et de l’Europe sont largement dues aux
performances respectives de l’Afrique du Sud et de la Russie.
La plus grande partie de la production d’ÉGP se retrouve dans les catalyseurs
automobiles et industriels (Chevalier, 2004). D’ailleurs, les plus grands consommateurs
sont les pays producteurs d’automobiles soit les États-Unis, l’Europe et le Japon. D’autre
9
part, les règlementations environnementales contraignant les émissions atmosphériques
des automobiles deviennent de plus en plus strictes faces aux compagnies automobiles.
Elles doivent alors augmenter la teneur en ÉGP contenue dans les catalyseurs ce qui par
le fait même met de la pression supplémentaire sur la demande mondiale. Il est à noter
que le platine transforme efficacement les hydrocarbures et le CO des gaz d’échappement
en composés moins nocifs alors que le rhodium est spécialisé pour le traitement des NOx
(Barnes et Fredette, 2001). Le palladium est apte à traiter ces trois types de polluants
atmosphériques, toutefois avec une efficacité moindre. La joaillerie et l’électronique sont
les seconds domaines en importance pour l’utilisation des métaux platinifères. Les autres
domaines de consommation sont l’industrie du verre, l’industrie chimique et électrique, la
dentisterie, la finance et les piles à combustibles. Le graphique 2 présente l’utilisation
relative des ÉGP selon les secteurs d’activité économique.
Graphique 2 : Part de l’utilisation des ÉGP des secteurs d’activité majeurs (2000) (Barnes et Fredette, 2001)
Tous les détails sur le marché des ÉGP sont bien résumés dans l’annuaire des
minéraux du Canada (Chevalier, 2004) et dans l’ouvrage de Sarah Jane Barnes (Barnes et
Fredette, 2001). La bonne gestion de la production du platine et du rhodium et l’équilibre
de la demande ont maintenus le marché du platine et du rhodium entre les années 1996 et
2005 en constante augmentation. Par contre, dans le cas du palladium, de fortes variations
de l’offre et de la demande ont eu cours durant cette période. Le graphique suivant montre
bien l’évolution de l’offre et de la demande entre 1996 et 2005.
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Graphique 3 : Évolution du prix du platine et du palladium durant la dernière décennie
0
200
400
600
800
1000
1200
1997 1998 1999 2000 2001 2002 2003 2004 2005 2006
Année
Prix
($ U
S/o
z)Platinum Palladium
Source : Platts Metals Week (www.platts.com)
Aujourd’hui, la demande en ÉGP a fortement augmentée. Les prix moyens en 2006 sur
le marché londonien sont résumés dans le tableau 1.
Tableau 1 : Prix moyens des ÉGP en 2006 (dollars américains l’once troy) Métaux Prix ($US/oz) Platine 1144,42 Palladium 322,93 Iridium 349,45 Rhodium 4561,06 Ruthénium 193,09
Source : Platts Metals Week (www.platts.com)
À la lumière de l’historique du marché des platinoïdes, ces métaux précieux n’ont
jamais eu autant d’intérêt qu’aujourd’hui tant pour l’exploitation minière que pour le
développement de nouvelles technologies de recyclage. L’émergence des applications
industrielles, le maintien de leur prix à un niveau élevé et la diminution des réserves de
certains des plus grands gisements platinifères créent cette demande.
11
1.1.4. Ressources et approvisionnement
1.1.4.1. Abondances et états des ressources primaires
L’abondance des ÉGP dans la croûte terrestre serait estimée entre 1 ppb et 0,1 ppb
selon l’Agence Internationale d’Énergie Atomique (AIEA) (International Atomic Energy
Agency, 2005). Même si la quantité globale de ces métaux nobles est énorme, seule une
infime fraction se retrouve dans des gisements économiquement exploitables. La plupart
des réserves connues à ce jour sont situées en Afrique du Sud, dans le Complexe de
Bushveld. En 2001, les réserves mondiales d’ÉGP viables étaient estimées à 71 000
tonnes (Free, 2001).
1.1.4.2. Développement du recyclage des ÉGP
Une source majeure de métaux nobles provient du recyclage de déchets industriels et
résidentiels de toutes sortes. Parmi ces matériaux usagés se trouve des catalyseurs
industriels, des retailles de joaillerie, des pièces électroniques, du matériel de
communication et des catalyseurs automobiles. Ces derniers sont d’ailleurs la plus
importante source de métaux du groupe du platine de deuxième fusion. Malgré tout, le
marché du recyclage est encore très peu développé. Selon la firme Johnson Matthey
(Kendall, 2005), seule la fabrication des catalyseurs d’automobiles tolère l’insertion de
métaux nobles de seconde fusion. Elle indique également que seulement 800 000 oz des
3 860 000 oz de platine utilisé dans la fabrication des catalyseurs d’automobiles en 2005
provenaient du marché du recyclage. Toutefois, aucune donnée précise sur l’état du
recyclage des autres résidus industriels ou résidentiels ne sont disponibles. Néanmoins, il
existe cinq grandes catégories de rejets à fortes teneurs en platinoïdes soit : les rejets
métalliques, les déchets industriels, les pots catalytiques, les solutions chargées en
platinoïdes et les résidus industriels (Habashi, 1997).
12
1.2. Géologie et minéralogie des ressources primaires
1.2.1. Type de dépôt et classification des gisements
Il existe deux types de dépôts soit : primaires ou secondaires. Les dépôts primaires
sont le résultat d’une multitude d’évènements géologiques majeurs où des intrusions de
magma se solidifient ou se transforment sous l’effet de la pression et de la température.
Les ÉGP se concentrent alors localement par l’action de processus physico-chimiques.
Lorsque ces dépôts sont altérés et transportés par l’action naturelle de l’hydrosphère ou de
l’atmosphère, des dépôts secondaires se forment. Ce sont des placers ou des gisements
alluvionnaires dans lesquels les phases lourdes sont concentrées mécaniquement par
l’écoulement de l’eau et par dissolution et reprécipitation. Ces types de dépôt sont décrits
plus précisément dans la littérature (Habashi, 1997).
Il existe un grand nombre de minéraux platinifères comme la sperrilyte (PtAs2), la
coopérite (PtS) ou la stibiopalladinite (Pd3Sb) ou plusieurs formes d’alliages. Les
éléments du groupe du platine se retrouvent également en solution solide dans les sulfures
notamment de cuivre et de nickel.
Il existe plusieurs classifications des types de gisements platinifères. Parmi celles-ci, la
classification Cole et Ferron repose notamment sur une combinaison entre les teneurs en
ÉGP des gisements et leurs modes d’accumulation géologique (Merkl et McKenzie,
2002). Ainsi, trois classes de gisements sont distinguables soient :
1. Gisement à prédominance en ÉGP : où l’attrait économique est majoritairement
dû à la présence de métaux nobles. Les autres métaux associés (tels que Ni, Cu,
Fe ou Co) sont des sous-produits de l’exploitation des ÉGP.
2. Gisements à prédominance de Ni et de Cu : où les ÉGP sont des sous-produits
de l’extraction des sulfures de nickel et de cuivre.
3. Gisements divers : où les ÉGP sont présents qu’en petites quantités. Leur
valeur économique y est d’ailleurs petite ou absente.
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Plusieurs subdivisions suivent pour chacun des groupes. Le premier englobe donc les
gisements chromifères, alluvionnaires, les cheminées de dunites et ceux du type
Merensky. Ces derniers sont stratifiés et contiennent relativement peu de sulfures
disséminés. Les ÉGP y sont associés tant avec la chromite qu’avec les sulfures. Les
gisements chromifères montrent une corrélation certaine entre la chromite et les teneurs
en métaux du groupe du platine. Le dépôt de chromite peut être stratiforme dans les
grands complexes intrusifs ou podiforme dans les copeaux de roches ophiolitiques. Les
gisements économiquement viables sont surtout stratiformes tels que ceux du complexe
de Bushveld (UG-2), le Great Dyke ou le complexe de la Stillwater. Plus de détails sont
disponibles sur les autres types de gisements dans l’article de Xiao et Laplante (Xiao et
Laplante, 2004).
Une autre classification se rapporte plutôt à la séparation minérale (Bulatovic, 2003).
Le premier type est caractérisé par un dépôt magmatique dans lequel les ÉGP sont
essentiellement associés aux principaux sulfures métalliques. La prédominance du
gisement vers ces derniers varie en fonction des teneurs en ÉGP et en sulfures. Le
Merensky Reef (Afrique du Sud), le Great Dyke (Zimbabwe), le complexe de Stillwater
(États-Unis) et la mine de Lac des Îles (Ontario, Canada) font partie de ce type. Le second
type est plus chromifère. Il existe deux sous-groupes qui s’y distinguent soient : les
dépôts podiformes et stratiformes. Dans ce dernier sous-groupe, une large proportion des
ÉGP forment des minéraux qui sont alors associés à la chromite ou aux sulfures. Enfin,
un dernier type de gisements est ceux à haute teneur en chromite (ex. UG2 du complexe
de Bushveld). Ils démontrent généralement de faibles performances de récupération et de
concentration des ÉGP qui se trouvent généralement associés aux sulfures ou sous la
forme d’alliages.
14
1.2.2. Caractéristiques géologiques, géochimiques et minéralogiques des principaux gisements platinifères similaires au complexe de Ménarik
Le complexe de Ménarik est un système géologique qui comprend une zone
ultramafique riche en ÉGP. On y retrouve des chromitites stratiformes qui alternent avec
des péridotites et pyroxénites. La minéralisation en ÉGP est associée à une forte présence
de chromite, de sulfures de nickel et de cuivre disséminés. La teneur sommative en
éléments du groupe du platine des chromitites s’élève à environ 3 ppm.
Selon la classification Cole et Ferron, le complexe de Ménarik serait un gisement à
prédominance en ÉGP de type chromitique semblable à celui de l’UG-2, du Great Dyke
et de Stillwater. En utilisant la classification proposée par Bulatovic, le complexe de
Ménarik ressemble plus à ceux du complexe de Bushveld. Il se classifierait donc comme
un gisement de chromite stratiforme contenant une concentration en ÉGP élevée. Le
complexe UG-2, le complexe de Stillwater et le dépôt d’Akanvaara possèdent certaines
caractéristiques minéralogiques similaires au complexe de Ménarik.
1.2.2.1. Upper Group 2 (UG-2), Afrique du Sud
Les informations décrites dans cette partie sont tirées des références suivantes:
Penberthy et al. (2000), Barnes et Maier (2002) et Merkl et McKenzie (2000). Le dépôt
platinifère de l’Upper Group 2 est considéré comme la plus grande réserve d’éléments du
groupe du platine au monde. Par conséquent, on y retrouve plusieurs mines qui exploitent
cette ressource. Il est constitué d’une chromitite stratiforme composée de 60 à 90% de
chromite et de 5 à 25% d’orthopyroxène interstitiel. Les autres minéraux tels que la
diopside, le clinopyroxène et la chlorite forment moins de 5% de la roche. Pour leur part,
les sulfures de métaux de bases représentent moins de 0,1% des minéraux présents. La
teneur moyenne en sulfure est donc plus basse que celle du Merensky Reef (2-3%). Dans
l’UG2, les sulfures les plus communs sont la chalcopyrite, la pyrrhotite, la pyrite, la
pentlandite et, en moindre proportion, la millérite. Ils ont une granulométrie moyenne
d’environ 30µm. Toutefois, leur teneur et leur minéralogie dénotent de grandes variations
régionales à travers le UG-2. Ce phénomène influence beaucoup la flottation,
particulièrement lorsqu’il y a présence de millérite. En effet, ce minéral aurait un impact
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négatif sur la récupération de nickel en raison notamment de sa cinétique de flottation
plus lente que celle de la pentlandite. Le gisement est aussi caractérisé par sa teneur en
nickel de 1300 ppm, en cuivre de 800 ppm et en ÉGP de 4 à 10 ppm (6 ppm en moyenne).
Ces derniers constituants se retrouvent surtout (50%) en tant que minéraux sulfurés
comme la laurite, la coopérite, la malanite et la braggite. Ils forment également des
alliages avec le fer, le tellure et le bismuth ou des minéraux d’arséniures et de
sulfarséniures. L’ÉGP le plus abondant est le platine dans une proportion de 46 à 52%.
Ensuite, vient le palladium (23 à 27%), le ruthénium (8,5 à 16%) et le rhodium (7,5 à
8,5%). Enfin, l’iridium et l’osmium sont présents seulement en traces. Les minéraux
platinifères ont un diamètre équivalent qui ne dépasse que très rarement les 10 µm et dont
la médiane est de 2µm à 4µm. Ceci oblige un broyage très fin pour libérer les particules
platinifères (Cramer, 2001). Les études ont aussi démontrées que les MGP se présentent
de six façons dans le minerai :
- Grains libérés
- Emprisonnés dans une particule de gangue
- Attachés à une particule de gangue
- Associés à une particule de sulfure libérée
- Associés à une particule de sulfure emprisonnée dans la gangue
- Associés à une particule de sulfure attachée à la gangue
Cependant, ces caractéristiques minéralogiques des minéraux platinifères varient
constamment de façon régionale à l’intérieur du complexe, particulièrement par rapport
aux concentrations en ÉGP, à leurs minéralogies et à leurs associations minéralogiques.
1.2.2.2. Le complexe de Stillwater, Montana (É.U.)
Cette section se base sur les renseignements trouvés dans les travaux de Polovina et al.
(2004), Merkl et McKenzie (2002) ainsi que du site internet de la Stillwater Mining
Company (www.stillwatermining.com). Le complexe de Stillwater est une intrusion
ultramafique à mafique stratifiée qui est renommée pour contenir la plus haute teneur en
16
ÉGP parmi les gisements semblables connus dans le monde. En effet, sa teneur moyenne
en Pt et en Pd combinée totalise 16,5 ppm (données de 2005) (George, 2006). Ces
minéraux sont surtout associés aux sulfures disséminés dans la roche (Polovina et al.,
2004). D’ailleurs, il existe une corrélation tangible entre la teneur en soufre et celle en
métaux du groupe du platine. Les minéraux platinifères sont essentiellement des sulfures,
des tellurures, des arséniures ou des alliages. Parmi ces composés, les plus communs sont
la braggite, la coopérite, la moncheite, la vysotskite et l’isoferroplatine. Ils peuvent être
trouvés en inclusion dans les sulfures et dans les silicates, mais surtout aux limites entre
les minéraux sulfurés et la gangue. Par contre, le palladium est majoritairement en
solution solide dans la pentlandite. La granulométrie des phases platinifères est évaluée
entre une à quelques dizaines de microns. Les phases riches en palladium par exemple ont
une granulométrie plus fine, soit entre 1 et 5 µm. Par contre certains minéraux telluriques
ont atteint jusqu’à 130µm de diamètre. Enfin, les sulfures de métaux de bases présents
sont la pyrrhotite, la pentlandite, la chalcopyrite et, en moindre proportion, la pyrite. Bref,
le complexe de Stillwater possède plusieurs caractéristiques de l’UG-2, mais aussi du
Merensky Reef.
1.2.2.3. Le dépôt d’Akanvaara, nord de la Finlande
Le dépôt d’Akanvaara est également caractérisé par la présence de plusieurs zones de
chromitites stratifiées. Les références qui y font mention et d’où l’information a été tirée
sont l’ouvrage de Gornostayev et Mutanen (2003), le site internet de la Commission
géologique de Finlande (www.gsf.fi) et le site internet du département de géologie de la
Royal Holloway University of London (www.gl.rhul.ac.uk). Il fait parti d’un projet
d’étude exploratoire, tout comme le complexe de Ménarik. Son attrait économique majeur
est sa teneur en chromite qui peut mener à la production de ferrochrome. Cette chromite
contient une faible proportion de magnésium, environ 11% de Al2O3 et une grande
quantité de fer (environ 40% FeO total). Il y a aussi une quantité assez importante de
vanadium pour en faire un sous-produit valorisable. Les éléments du groupe du platine
demeurent à l’étude quant à leur potentiel économique. Toutefois, leurs minéralogies
ressemblent à plusieurs dépôts de chromitites platinifères tels que l’UG-2. Les couches
17
chromitiques les plus profondes contiennent entre 18 et 32% de Cr2O3 et peuvent titrer
jusqu’à 1,4 g/t en ÉGP.
Les minéraux platinifères sont de tailles très petites soit entre 3 et 10µm. Ce sont
surtout des sulfures, des arséniures, des sulfarséniures, des tellurures, des alliages et
d’autres phases non-identifiées. Ils sont retrouvés en inclusion au centre ou près des bords
des grains de chromite, attachés aux grains de chromite ou emprisonnés dans la matrice
silicatée. Dans ce dernier cas, ils sont parfois associés avec différents sulfures de métaux
de base. Enfin, une certaine partie des ÉGP sont en solution solide dans les sulfures de
métaux de bases. Cette distribution des minéraux platinifères n’est cependant pas
uniforme dans les différentes zones stratifiées du dépôt.
1.3. Contexte géologique, géochimique et minéralogique du complexe de Ménarik
Le complexe de Ménarik est un système géologique archéen exceptionnel qui doit son
attrait à sa forte teneur en chromite et à ses concentrations anormales en éléments du
groupe du platine (ÉGP). Ce complexe est situé à 40 kilomètres au sud de la ville de
Radisson sur le territoire de la Baie-James. La figure suivante présente le plan de
localisation du CDM.
Figure 1 : Localisation de la propriété Ménarik de Ressources minières Pro-Or inc.,
Baie-James (Qc) (tirée de Laflèche et Bergeron,2005)
18
Il a été le sujet de plusieurs investigations ces dernières années. Notamment sur la
séparation physique des diverses phases minérales (Laflèche et al., 2006). De plus, un
mémoire de maîtrise déposé à la faculté des études supérieures de l’Université Laval a
permis de caractériser et d’étudier l’origine des types de minéralisations du complexe de
Ménarik (Houlé, 2000). Dans le cadre de la présente recherche, comprendre le contexte
géologique et les caractéristiques du complexe s’avère un atout important. La section
suivante se base essentiellement sur ce mémoire de maîtrise.
1.3.1. La géologie générale du complexe de Ménarik
1.3.1.1. Géologie générale
Le Complexe de Ménarik (CDM) est situé à l’intérieur d’un ensemble de roches
archéennes du Bouclier canadien qui font partie de la sous-province volcano-plutonique
de La Grande (Houlé, 2000). C’est une intrusion ultramafique à mafique stratifiée,
composée, dans le premier cas, de couches de péridotites et, dans le second,
principalement de roches gabbroïques. Par ailleurs, les observations réalisées
antérieurement sur le complexe démontrent que la zone ultramafique fait partie, comme
pour les autres complexes ignés majeurs tels que le Great Dykes et celui du Bushveld,
d’un ensemble stratiforme plutôt que podiforme. Cette structure stratiforme est soulignée
par l’alternance de couches de chromitites platinifères et de péridotites telle qu’illustrée à
la figure 2. La figure 38 en annexe C montre une section transversale des indices
chromifères Cr-1 et Cr-16.
Figure 2 : Observation démontrant le litage magmatique des roches du complexe de
Ménarik.
19
On retrouve également dans la zone ultramafique quelques filons de sulfures localisés
(figure 3) sur des failles dont les concentrations en éléments du groupe du platine (ÉGP)
sont très élevées. Cependant, ces filons ne représenteraient pas une valeur économique
élevée en raison de leur petit volume.
Figure 3 : Minéralisations de sulfures de Cu-Ni riches en ÉGP (secteur de l’indice
Cr-4) (tirée de Laflèche et Bergeron, 2002).
La zone ultramafique est caractérisée par les chromitites qui la constituent. On y
retrouve plus de 50% de chromite généralement finement grenue, mais aussi de la
serpentine, de la chlorite et des trémolites. Par ailleurs, plusieurs types de minéralisations
sont distinguables dans lesquels les métaux tels que le chrome, le titane, le nickel, le
cuivre, le cobalt, le vanadium et les éléments du groupe du platine y sont concentrés.
Enfin, les autres unités sont les péridotites à chromites, les péridotites et les pyroxénites.
Pour ce qui est de la zone mafique, ses principales composantes sont l’actinote, la
chlorite et l’épidote. Deux unités divisent cette zone soient les pyroxénites à magnétites et
les pyroxénites (Houlé, 2000). La figure suivante présente une carte géologique simplifiée
du complexe de Ménarik.
20
Figure 4 : Carte géologique simplifiée du Complexe intrusif de Ménarik
(tirée de Laflèche et al., 2006).
1.3.1.2. Minéralisations en ÉGP
Les horizons stratiformes de chromitites platinifères et les sulfures filoniens riches en
ÉGP-Ni-Cu représentent les deux principaux types de minéralisations dans la zone
ultramafique du complexe de Ménarik (Houlé, 2000). Pour l’ensemble du complexe, deux
types de minéralisations en ÉGP ont été déterminés. D’abord, des inclusions de minéraux
du groupe du platine (MGP) dans ou près de la chromite caractérisent une minéralisation
probablement syngénétique (magmatique). Notez que statistiquement, relativement peu
de MGP se retrouvent en inclusions dans les grains de chromites. Ils sont
majoritaitrement présents dans la matrice silicatée. Ils sont également pour la plupart
concentrés dans les chromitites enrichies en sulfures tels que la pentlandite, la pyrrhotite
et la chalcopyrite. Les ÉGP qui y sont concentrés sont principalement du palladium (Pd)
et du platine (Pt). Postérieurement à la cristallisation et au refroidissement des roches
magmatiques, certains ÉGP se sont combinés à basse température avec l’antimoine (Sb),
le bismuth (Bi), l’arsenic (Ar) et le tellure (Te) ou forment des sulfures disséminés. On
21
retrouve également des minéralisations de sulfures filoniens associées à des failles
tardives. Globalement, près de 90% à 95% des MGP du gisement sont trouvés près des
grains de chromite et généralement associés à une matrice de silicates riche en sulfures
(Houlé, 2000).
1.3.2. Géochimie du CDM
La zone ultramafique du CDM comporte plusieurs lithologies. Leurs compositions en
éléments majeurs et en éléments traces auront permis de caractériser les principaux faciès
lithologiques (Houlé, 2000).
1.3.2.1. Éléments majeurs
C’est principalement par fluorescence X que les éléments majeurs (SiO2, TiO2, Al2O3,
Fe2O3, MgO, Cr2O3, CaO, MnO, Na2O, K2O, P2O5) ont été analysés. D’autres
échantillons du CDM ont été analysés par ICP-AES. Les tableaux 36 et 37 en annexe A
présente la composition moyenne et les résultats de pertes au feu (PAF) des lithologies
d’intérêts obtenus par Houlé (2000). Selon les résultats qu’il présente, le chrome, le fer, la
silice, l’aluminium et le magnésium sont les éléments majeurs retrouvés dans le minerai
du complexe de Ménarik. Le nickel se retrouve dans plusieurs lithologies contrairement
au cuivre qui serait surtout présent dans les chromitites à silicates, les harzburgites et les
harzburgites à chromite.
1.3.2.2. Éléments du groupe du platine
1.3.2.2.1. Géochimie des ÉGP
Les méthodes d’analyses utilisées pour déterminer les teneurs en ÉGP des roches du
CDM sont la fusion plombeuse, la fusion au sulfure de nickel suivie d’une analyse par
activation neutronique et finalement une analyse par ICP-AES (Houlé, 2000). Le tableau
2 montre les teneurs moyennes, maximales et minimales en platinoïdes selon les
différentes lithologies de CDM (Houlé, 2000).
22
Tableau 2 : Teneur moyenne, maximale et minimale en éléments du groupe du platine des lithologies du CDM (tiré de Houlé, 2000)
À l’exclusion des sulfures filoniens, les chromitites et les chromitites à silicate
présentent les teneurs moyennes les plus élevées en ÉGP soient respectivement 991 ppb
et 1404 ppb. De plus, le palladium est en moyenne 3,5 fois plus abondant que le platine.
Ainsi, dans les chromitites, le platine est présent en moyenne à 124 ppb alors que le
palladium l’est en moyenne à 402 ppb. Par contre, dans les chromitites à silicate, les
teneurs moyennes sont respectivement 243 ppb et 877 ppb. Les teneurs maximales en
ÉGP total, en palladium et en platine dans cette lithologie peuvent atteindre
respectivement près de 3700 ppb, 2700 ppb et 700 ppb. Le ruthénium (Ru), dont les
valeurs moyennes dans les chromitites et les chromitites à silicate sont respectivement de
293 ppb et de 145 ppb, représente aussi une source de métaux platinifères. Enfin,
« malgré une grande variabilité de concentrations, les harzburgites et les harzburgites à
chromite sont des lithologies localement très enrichies en ÉGP totaux »1, c’est-à-dire que
leurs teneurs maximales sont localement très élevées, mais en moyenne elles sont pauvres
1 Extrait tiré de Houlé 2000
23
en ÉGP. Le même phénomène est observable dans les webstérites à olivine et les
webstérites à chromite.
1.3.2.2.2. Comportement géochimique des ÉGP
Dans les roches du CDM, l’Os et le Ru semblent se comporter similairement à
l’iridium conformément au groupe I-ÉGP. Par contre, le Rh montrerait des caractères
ambivalents entre les groupes P-ÉGP et I-ÉGP (Houlé, 2000). Le Pt et le Pd quant à eux
se retrouvent fortement liés. D’une façon générale, le rapport Pd/Pt de ces minéralisations
se situe entre 3,5 et 4,5. Des études détaillées réalisées par Michel Houlé (Houlé, 2000) et
par LaFlèche et al. (2001) ont montrées que les zones enrichies en ÉGP sont
généralement associées à des lits particuliers de chromitites, et parfois à leurs épontes
immédiates; dans ce dernier cas, elles pourraient aussi être reliées à la présence de
concentrations de sulfures de nickel ou de cuivre. Néanmoins, malgré le caractère
normalement chalcophyle des ÉGP, du nickel et du cuivre en présence du souffre, ces
métaux ne présenteraient aucune corrélation significative (Houlé, 2000).
1.3.3. Chimie minérale
Des analyses chimiques des phases minérales en vue de connaître leurs compositions
ont été réalisées à l’aide d’une microsonde électronique et d’un microscope électronique à
balayage (MEB) (Houlé, 2000).
1.3.3.1. Minéraux primaires
Au fil du temps et des événements géologiques, la minéralogie primaire des roches du
CDM s’est transformée. Le métamorphisme régional n’aurait conservé que certains
minéraux comme la chromite et plus rarement les pyroxènes (Houlé, 2000).
24
1.3.3.1.1. Pyroxènes
Seul le clinopyroxène a pu être localement analysé (Houlé, 2000). Il a été observé
comme une phase interstitielle associée à la chromite. Les résultats de la microsonde
montrent qu’ils sont riches en magnésium (Houlé, 2000).
1.3.3.1.2. Chromites
La chromite serait le seul minéral du complexe de Ménarik à s’être réellement bien
conservé (Houlé, 2000). Il a été divisé en huit textures différentes selon les observations
réalisées au MEB par Wilhelmy et Lacoste en 1990.
1) La chromite homogène dont l’intérieur d’un même grain est uniforme.
2) La chromite zonée qui présente des variations de teintes du centre des grains
vers leur périphérie (cas très fréquent dans les chromitites platinifères du
CDM).
3) La chromite effritée dont les contours sont irréguliers. Elle peut être homogène
ou zonée.
4) La chromite lessivée s’apparente à la chromite homogène dont la réflexibilité
est similaire à celle des zones pâles de la chromite zonée.
5) La chromite spongieuse est parsemée d’inclusions silicatées et de petites
cavités dont la composition se résume fondamentalement à de la chlorite, de la
serpentine, des amphiboles et des micas dans certains cas.
6) La chromite cataclastique résulte de processus géologiques qui éclatent les
grains de chromite.
7) La chromite associée à des sulfures a, pour sa part, des masses de sulfures en
périphérie, dans les fractures ou en association avec les contours des grains de
chromite.
8) La chromite riche en inclusions de sulfures contient des inclusions de pyrite, de
pyrrhotite avec des effluents de pentlandite, de chalcopyrite, de pentlandite, de
millérite et plus rarement d’arséniures et de sulfoarséniures disséminées dans
25
les grains de chromite. De plus, en certains endroits, des MGP ont été retrouvés
en inclusion dans la chromite.
Ces textures sont présentées en détails dans la thèse de Houlé (2000). La chromite est
un oxyde de chrome pouvant contenir du fer et du magnésium selon la formule chimique
suivante : Cr2(Mg,Fe)O3. Le rapport de Fe par rapport au Cr caractérise bien ces
variations. Ainsi, plusieurs indices chromifères ont été établis. Dans l’ensemble, les
chromitites montrent un ratio massique Cr/Fe est-ce un ratio atomique ou de masse
équivalent ou supérieur à 1,5 (Houlé, 2000). Ces valeurs correspondent à un indice
chromifère industriel typique. Par ailleurs, la taille des grains de chromite est très fine
dans le CDM. Les études réalisées antérieurement par Laflèche M.R. ont permis d’établir
un diamètre moyen de 180 µm et une granulométrie de 80% passant 280 µm (Laflèche et
Bergeron 2005).
1.3.3.2. Minéralogie secondaire
Quelques minéraux tels que la serpentine, les amphiboles et les carbonates sont
considérés comme des minéraux secondaires. La chlorite aussi est un minéral très
important dans le complexe de Ménarik. Ce minéral est divisé en deux groupes dont le
premier est plus magnésien. Dans les roches ultramafiques, la chlorite magnésienne est
plus fréquemment observée autour de la chromite. Les phases observées sont surtout les
clinochlores, les penninites et les talc-chlorites (Houlé, 2000).
Pour les sulfures, dans les roches du Ménarik, on note la présence de chalcopyrite
(CuFeS2), de pyrite (FeS2), de pyrrhotite (Fe1-xS), de pentlandite ((Ni, Fe)9S8), de millérite
(NiS), de cobaltite (CoAsS), de gersdorffite (NiAsS) et d’arséniures. Les figures suivantes
montrent des minéraux de sulfures observés au binoculaire.
26
Figure 5 : Différents sulfures
emprisonnées dans la matrice (200X) Figure 6 : Phases de sulfures et de
chromite étroitement reliées (200X)
1.3.3.3. Éléments du groupe de platine
Dans le CDM, les ÉGP se retrouvent sous deux formes distinctes soit en tant que
minéraux (MGP) ou en solution solide dans des minéraux comme les sulfures, les
arséniures et les tellurures.
Certains minéraux du groupe du platine observés dans les roches du complexe de
Ménarik sont identifiés et reconnus par l’International Mineralogical Association, alors
que d’autres ne sont pas encore répertoriés. Les ÉGP forment également des alliages en
s’associant avec le fer, le cuivre ou le nickel.
Dans les roches ultramafiques du CDM, les MGP sont associés avec la chromite, la
gangue silicatée et les sulfures (Houlé, 2000). Deux catégories sont associées à la
chromite. La première se résume à des inclusions de minéraux du groupe du platine
comme la laurite d’un diamètre d’environ 2 à 3µm dans les grains de chromite. La
seconde désigne des inclusions de MGP tel que la sudburyite d’une grosseur d’environ 3
à 4 µm associés à la serpentine et la chlorite dans la matrice. De plus, il y a fréquemment
des sulfures de nickel près des MGP. Dans les chromitites du CDM, les phases riches en
palladium sont beaucoup plus fréquentes que celles riches en platine. Dans les chromitites
et les filonets de sulfures, les grains de MGP sont présents en petites gouttelettes de près
de 1µm ou de cristaux hypidiomorphes de la taille de gouttelettes dans la millérite. Les
27
analyses ont démontré également que les MGP ne dépassent que très rarement 10µm et
que le diamètre moyen des grains se situe plutôt entre 3 et 5
Par ailleurs, les ÉGP se substituent parfois dans certains minéraux. Ce phénomène est
marginal dans les roches du CDM. Par contre, il a été possible de mesurer des teneurs
élevées dans les sulfures en inclusion dans les grains de chromite. Il a même été observé
que la morphologie des grains de chromite se révèle un bon indicateur de la présence
d’éléments du groupe du platine (Houlé, 2000). Ainsi, la chromite spongieuse, c’est-à-
dire qui présente des inclusions de matrice silicatée ou de nombreuses fractures, semble
avoir des concentrations plus faibles en éléments platinifères.
1.3.4. Résumé du contexte géologique du complexe de Ménarik
Le contexte géologique du complexe de Ménarik a été résumé essentiellement à l’aide
de la thèse de Houlé (2000) intitulée « Pétrologie et métallogénie du complexe de
Ménarik ». Il comporte plusieurs ressemblances avec ceux de l’UG-2, de Stillwater ou du
dépôt d’Akanvaara, mais se distingue sur d’autres aspects. Par exemple, sa concentration
en ÉGP est un peu plus élevée que celle de l’Akanvaara, mais beaucoup plus faible que
celle de l’UG-2 et de Stillwater (MRL dit que les teneurs du Ménarik sont semblables à
celles du Stillwater). De plus, la distribution des MGP dans le complexe de Ménarik
ressemble plus à celle retrouvé dans le dépôt d’Akanvaara. Sa teneur en soufre par contre
se rapproche plus de celle du complexe de Stillwater. Ensuite, la granulométrie des
phases platinifères est semblable à celle du dépôt d’Akanvaara et du complexe UG-2. Ce
dernier montre des concentrations en cuivre et en nickel similaires à celles du complexe
de Ménarik, mais est légèrement moins riche en soufre. La granulométrie des sulfures y
est également un peu plus fine.
28
1.4. Technologie de concentration minéralurgique des ÉGP par flottation sélective
1.4.1. Définition et mécanismes de la flottation sélective
La concentration des ÉGP se fait traditionnellement par la flottation sélective des
sulfures et des minéraux platinifères. Cette technique minéralurgique utilise la différence
d’hydrophobicité des minéraux afin de les séparer les uns des autres. Cette propriété
intrinsèque est fonction de la polarité des minéraux. Elle peut également être modifiée
sélectivement par des agents de surfaces.
Le degré de polarité d’un minéral dépend principalement des liaisons chimiques qui le
constituent. Dans une liaison ionique, les électrons sont souvent d’un seul côté de la
molécule. Cette asymétrie des charges crée un dipôle fort, la molécule a donc une forte
polarité (Bouchard, 2001). Les liaisons covalentes pour leur part possèdent souvent deux
centres de charges, un positif et l’autre négatif. Elles peuvent varier de non-polaire à
fortement polaire.
Conséquemment à ce qui a été énoncé précédemment, un minéral est polaire lorsque sa
surface présente une alternance aléatoire de sites positifs et négatifs. Cette charge de
surface résulte de la rupture des réseaux cristallins qui constituent le minéral. Sa polarité
lui permet d’être hydrophile, c’est-à-dire de créer des forces intermoléculaires similaires à
celles présentent entre deux molécules d’eau. Les molécules non-polaires préfèrent
côtoyer l’air. Elles sont dites hydrophobes. Par ailleurs, l’adsorption de molécules
hétéropolaires, c’est-à-dire qui possèdent une section hydrophobe reliée à une autre
hydrophile, à la surface du minéral peut modifier sa polarité (Bouchard, 2001).
La flottation utilise donc cette particularité des molécules pour séparer les minéraux
selon trois types de contact avec l’air. Le premier concerne la flottation des minéraux
non-polaires qui n’ont pas besoin d’altérer leur surface par des molécules hétéropolaires
pour flotter. Dans le deuxième cas, un agent de surface hétéropolaire est adsorbé
physiquement à la surface de la particule à l’aide uniquement de forces électrostatiques.
29
Cette interaction, qui vise à rendre la particule hydrophobe, est réversible et non-
spécifique. Enfin, certaines molécules hétéropolaires réagissent chimiquement avec des
minéraux. Le caractère de ces réactions chimiques est leur irréversibilité, leur spécificité
et la production d’un composé de surface. Ces composés hétéropolaires sont appelés des
collecteurs (Bouchard, 2001).
Le mécanisme de la flottation interagit avec trois phases (solide, liquide et gazeuse)
qui forment trois interfaces soit : solide-liquide, liquide-gaz et solide-gaz. La jonction des
trois phases met également en évidence un système triple. À chaque interface se
développent des tensions qui mènent à une équation d’équilibre mettant en jeu l’angle de
contact entre la surface minérale et celle de la bulle. La somme de ces tensions donne
l’énergie, ou le travail, nécessaire pour briser ces interfaces. Les propriétés spécifiques de
ce système triple, soit l’angle de contact et l’adhésion, déterminent la flottabilité d’un
minéral donné. La première caractérise l’hydrophobicité d’une surface. Un angle de
contact élevé signifie que la bulle d’air est bien accrochée à la surface et que, par
conséquence, le minéral est hydrophobe. L’adhésion est un état qui se définit par
l’équation d’équilibre décrite précédemment. Pour qu’elle soit effective, une barrière
énergétique doit être franchie afin de mettre en contact les phases gazeuses et solides. La
stabilité du système n’est assurée que si l’énergie du système est inférieure dans son
nouvel état (Bouchard, 2001).
L’interface solide-liquide implique la théorie de la double couche électronique. Le
premier phénomène actif à cette interface est l’acquisition de charge à la surface de la
particule minérale. Il s’explique selon trois mécanismes qui sont bien expliqués dans la
littérature (Bouchard, 2001) (B Wills, 1992) :
1- La dissolution
2- La substitution
3- La chimisorption
30
Une fois la charge acquise, il y a apparition d’un potentiel électrique entre la surface et
la solution qui est neutralisé par les ions présents dans la solution aqueuse. Les contre-
ions juxtaposés à la surface forment la couche de Stern. Cette première couche n’est pas
toujours suffisante pour neutraliser complètement la particule de sorte que d’autres
contre-ions s’accumulent de façon diffuse et forment la couche du Gouy. La figure
suivante schématise ce phénomène :
Figure 7 : Schématisation de la double couche électronique
Lorsque la particule est mise en mouvement, une pellicule ionique y reste accrochée
laissant ainsi apparaître une tension nommée potentiel Zeta (ξ). C’est un attribut
mesurable qui varie principalement selon le pH, la minéralogie, les éléments de
substitution dans les réseaux cristallins des minéraux, la présence de certains ions et la
force ionique de l’eau. En présence d’un pH acide, certains minéraux ont un potentiel zéta
positif, mais qui devient négatif lorsque le pH augmente. Cette variation passe par une
valeur nulle qui correspond à un certain pH qui est désigné par le point isoélectrique.
Un second phénomène en importance à l’interface solide-liquide est l’adsorption. Elle
peut concerner différents ions, des molécules d’eau, des collecteurs, etc. L’adsorption du
collecteur dépend notamment de la concentration en réactifs, la longueur de sa chaîne
hydrocarbonée, du pH, de la température ainsi que de la présence d’oxygène. Lorsqu’il y
31
a adsorption physique d’un collecteur à une surface minérale, le potentiel zéta est affecté.
La figure 8 schématise l’adsorption d’un collecteur à la surface d’un minéral.
Figure 8 : Mécanisme d’adsorption d’un collecteur sur un minéral
(tirée de Bouchard, 2001)
Par ailleurs, l’interface liquide-gaz concerne l’interaction entre la solution aqueuse et
les bulles d’air. La tension interfaciale impliquée régit la stabilité des bulles d’air. Elle
peut être modifiée par la présence de composés tensioactifs tels que les moussants. Ces
agents, utilisés pour abaisser la tension de surface, aident à maintenir les bulles d’air
sphériques et stables.
1.4.1.1. Modification des propriétés d’interfaces
Comme il a été mentionné plus haut, il est fréquent d’utiliser certains réactifs pour
modifier les propriétés d’interfaces, l’ultime objectif étant d’améliorer les performances
de la flottation.
1.4.1.1.1. Les collecteurs
Ces agents de surface agissent sélectivement ou non afin de rendre hydrophobe une
surface minérale. Ce sont des produits à longues chaînes organiques qui se divisent en
trois groupes soient : non-ioniques, anioniques et cationiques. Le premier est
généralement non-polaire et est utilisé pour flotter des produits déjà hydrophobes. Les
cationiques sont des molécules hétéropolaires dont la tête est positive. De plus, ils libèrent
un anion lors de leur dissociation. À l’inverse, les collecteurs anioniques possèdent une
extrémité négative tel que démontrée par la figure 9.
32
Figure 9 : Illustration des types de collecteurs polaires
(inspirée de Bouchard, 2001)
Les collecteurs anioniques sont subdivisés en oxhydryles et en sulfhydryles selon la
présence ou non d’un atome de soufre et de l’état d’oxydation de ce dernier.
L’utilisation d’un collecteur anionique sulfhydryle fonctionne généralement très bien
pour la flottation des sulfures. Le xanthate est le plus connu et le plus utilisé de ce type de
collecteurs. Sa formule chimique est −2ROCS où R désigne la chaîne d’hydrocarbone qui
varie généralement d’une longueur située entre 2 et 6 atomes de carbone. Cette longueur
détermine la sélectivité et la puissance du collecteur, soit sa capacité à récupérer les
minéraux valorisables. Ces deux propriétés suivent une relation inversement
proportionnelle qui procure au xanthate à longues chaînes une grande puissance
comparativement à une faible sélectivité. Le potassium ou le sodium forment le cation qui
équilibre les charges. La limite de solubilité élevée des xanthates n’est rarement
contraignante et leur intervalle de pH de stabilité varie de 8 à 13. Toutefois, ils ne sont
pas très stables en présence d’oxygène, d’ions Fe3+ et d’ions Cu2+ avec lesquels ils
forment le dixanthogène (Bouchard, 2001).
[ ] [ ]222 22 ROCSeROCS +⇔ −− Éq. 1
Le dithiophosphate (DTP) est le second collecteur sulfhydryle en importance.
Comparé à son homologue, il est plus sélectif, mais moins puissant. Il est souvent utilisé
en combinaison avec le xanthate. Sa formule chimique est ( ) −22 PSRO .
33
Il existe plusieurs types de xanthates dont les différences sont essentiellement basées
sur la puissance et la sélectivité de leur action. Sur le marché, plusieurs compagnies
fabriquent et commercialisent des produits qui sont souvent composés de mélanges de
collecteurs. La compagnie Cytec présente une gamme de xanthates dont leur nom et leurs
propriétés sont résumés dans le tableau 3 (American Cyanamid Company (ACC), 1972).
Tableau 3 : Noms et propriétés des xanthates produits par Cytec Produits Noms Propriétés
Éthyl xanthate de sodium AERO 325 Le plus sélectif des xanthates de Cytec.
Isobutyle xanthate de
sodium AERO 317 Un collecteur pour les sulfures puissant et non-sélectif.
Isopropyl xanthate de
sodium AERO 343 Un collecteur peu dispendieux souvent utilisé pour
flotter les sulfures de Pb, Cu et Zn.
Amyle xanthate de potassium AERO 350
Le plus puissant des xanthates de Cytec. Utilisé dans la flottation des mélanges de sulfures de Cu-Pb et Cu-Ni. Spécialisé pour la pyrrhotite et la pentlandite en raison
de sa non-sélectivité. Amyle xanthate
de soidum AERO 355 Collecteur très puissant et non-sélectif similaire au AERO 350.
En plus des xanthates, beaucoup d’autres produits sont disponibles sur le marché. De
plus amples renseignements sur ces produits sont disponibles notamment dans la
littérature (Bouchard, 2001).
La plupart des concentrateurs du complexe de Bushveld et du Merensky Reef utilisent
le xanthate comme collecteur principal et le DTP comme collecteur secondaire
(Bulatovic, 2003). Dans la région minière du Merensky, le dosage des collecteurs se situe
à plus de 200g/t alors que pour le UG-2, il peut atteindre plus de 250g/t pour le concentré
à teneur élevée en ÉGP et 40g/t pour celui à faible teneur. Toutefois, les tests réalisés sur
le minerai UG-2 ont montré que l’augmentation du dosage du collecteur SIBX de 50 à
150 g/t n’a aucun effet sur la flottation de la chromite (Ekmekçi et al., 2003). Le mélange
xanthate-dithiophosphate a fait l’objet de plusieurs études au cours des dernières années.
Par exemple, des tests ont montré que l’influence de différentes combinaisons de réactifs
sur la flottation des MGP donne une récupération de ÉGP d’environ 80% lorsque
l’isobutyle xanthate de sodium (SIBX) ou l’amyle xanthate de potassium (PAX) sont
34
utilisés avec le DTP à l’étape de dégrossissage, comparée à 55% pour le PAX utilisé seul
(Bulatovic, 2003). De façon similaire, suite à une étape d’épuisage additionnelle, les
mêmes mélanges de collecteurs donnent une récupération des ÉGP de 90% comparée à
80% pour le PAX seul. Par contre, les teneurs observées ne suivent pas cette tendance,
n’affichant aucune variation notable. Il est à noter que ni les conditions dans lesquelles les
tests ont été réalisés, ni le dosage des différents collecteurs ne sont spécifiés. Par ailleurs,
l’ajout de DTP ne semble pas avoir une influence significativement supérieure sur la
récupération des sulfures à l’utilisation de xanthate seul à dosage molaire équivalent
(Wiese, Harris et Bradshaw, 2005a) (Wiese, Harris et Bradshaw, 2005b) (Wiese, Harris et
Bradshaw, 2006) (Bradshaw et al., 2006). De plus, le collecteur secondaire améliorerait
l’efficacité de collection et stabiliserait l’écume (Bradshaw et al., 2006). Ainsi, le DTP
influencerait à la hausse la récupération du nickel, mais en diminuerait la teneur dans le
concentré en raison d’une augmentation de la masse et de la quantité d’eau se rapportant
au concentré (Wiese, Harris et Bradshaw, 2005a). D’une part, cette observation
s’expliquerait par la forte adsorption du complexe cuivre-DTP sur les particules de
gangue, même en présence de déprimant. Ensuite, le DTP influencerait la capacité
moussante favorisant ainsi la rétention d’eau de l’écume. Par ailleurs, il n’aurait aucun
effet significatif sur la flottation de la chalcopyrite ni de la pyrrhotite. Ceci est tout à fait
cohérent, car la flottation de la chalcopyrite et de la pyrrhotite dépend de l’association
entre le cuivre, provenant du minéral ou de son activation par le CuSO4, et le collecteur.
La flottation du complexe cuivre-collecteur ne serait pas influencée par la nature du
collecteur, en autant qu’il soit sulfydrile. En résumé, le rôle du DTP dans la flottation des
sulfures de métaux de bases est d’augmenter la capacité moussante, d’améliorer
l’activation de la pyrrhotite avec le CuSO4 lorsqu’il est ajouté au broyage et de favoriser
l’activation de la gangue en présence de CuSO4. Par contre, la récupération des sulfures
n’est pas favorisée par l’ajout de DTP par rapport à l’utilisation de xanthate seul (Wiese,
Harris et Bradshaw, 2005a).
35
D’autre part, « la flottation des sulfures est une opération relativement facile
comparativement à la flottation des oxydes, des silicates et des sels. »2 Malgré cela,
lorsqu’il s’agit d’un mélange de plusieurs sulfures, leur flottation est plus difficile.
Néanmoins, l’adsorption des collecteurs suit deux mécanismes différents qui peuvent
réagir séparément ou de façon conjointe selon la nature du minerai. D’abord,
l’hydrophobisation peut se produire par chimisorption du collecteur. Lors de ce
processus, l’ion xanthate, par exemple, forme un composé de surface avec l’atome
métallique du minéral (Pb+ par exemple). Avec la progression de cette réaction, la surface
devient hydrophobe et réagit à la flottation. Le second mécanisme d’adsorption est celui
que suit la pyrite. Lors de l’acquisition de l’hydophobicité par la pyrite, l’espèce adsorbée
serait le dixanthogène (X2). La production de ce composé est rendue possible grâce au
caractère catalytique de la surface de la pyrite qui oxyde le xanthate en dixanthogène.
D’autres minéraux possèdent également une surface pouvant catalyser la réaction
d’oxydation du xanthate, notamment l’arsénopyrite, la pyrrhotite et la chalcopyrite. Par
ailleurs, ce serait un processus similaire qui régit l’hydrophobisation de la covelline (CuS)
à l’exception près que le dixanthogène est produit par les ions Cu2+ provenant de la
dissolution du minéral (Bouchard, 2001). Certains minéraux suivent ces deux mécanismes
pour rendre hydrophobe leur surface tel que la chalcopyrite qui réagit avec le xanthate
pour former un xanthate de cuivre. Ce processus de chimisorption se produit
simultanément avec une oxydation électrochimique du xanthate en dixanthogène suivie
d’une adsorption du dixanthogène à la surface du minéral. La flottation de la chalcopyrite
suit une cinétique rapide et est peu influencée par le type de collecteurs et l’ajout
d’activant.
La flottation de la pentlandite suivrait également un processus de formation du
dixanthogène. Ainsi, la chimisorption du xanthate se fait directement sur les sites
nickélifères de la pentlandite à pH 9 (Malysiak et al., 2002). Il s’en suit la formation de
dixanthogène à partir du xanthate formé. Il apparaît également que les ions calcium
s’adsorberaient aussi sur la surface de la pentlandite entrant donc en compétition avec les
2 Extrait tiré de Bouchard 2001
36
ions xanthate. Néanmoins, le dixanthogène serait le produit majoritairement adsorbé. Ce
processus est influencé par l’oxydation de la surface comme pour la plupart des sulfures.
La pyrrhotite est un composé non-stœchiométrique dont la composition varie ce qui se
traduit par une densité oscillant entre 4,58 à 4,65 (Miller et al., 2005). Sa structure
cristalline possède deux symétries selon sa teneur en soufre. La flottabilité de ce sulfure
est donc fortement influencée par ces deux aspects. La réponse à la flottation dépend
également de cinq facteurs soit : l’aire surfacique du minéral, le potentiel d’oxydation ou
la pression d’oxygène, le pH, la température et le temps de flottation. Ces paramètres et
l’aspect électrochimique de la flottation de la pyrrhotite sont discutés par Miller (Miller,
2005). Par ailleurs, le point de charge zéro de la pyrrhotite serait à pH 6,5 avec l’éthyl
xanthate. De meilleurs résultats de flottation ont été obtenus à pH 5,5 qu’à pH 9.
Par ailleurs, la présence d’autres espèces minérales peut avoir une influence marquée
sur la flottabilité de chacune des espèces en présence. Par exemple, il a été prouvé que la
pyrrhotite a une influence positive sur l’adsorption de dixanthogène sur la pentlandite
(Bozkurt, Xu et Finch, 1998). Ce phénomène s’explique par une réaction
d’oxydoréduction où la pyrrhotite agit comme cathode (formation d’OH-) et la pentlandite
comme anode (oxydation du xanthate en dixanthogène). La présence d’ions hydroxydes
mène probablement à la formation d’hydroxydes de fer à la surface de la pyrrhotite ce qui
diminue sa flottabilité. Le phénomène inverse se produirait lorsque la pyrrhotite est en
présence de chalcopyrite et de pyrite (Bozkurt, Xu et Finch, 1998).
Dans le cas du minerai du complexe de Ménarik, les MGP se retrouvent généralement
associés ou en inclusion avec les sulfures de métaux de base dont les principaux sont la
pentlandite, la chalcopyrite, la pyrrhotite et en moindre importance la millérite et la
pyrite. Ces sulfures contiennent également des ÉGP en solution solide. Les teneurs en
ÉGP dans la pentlandite sont généralement plus élevées que dans les autres sulfures à 350
g/t et 74 g/t pour le Pd et le Rh respectivement (Houlé, 2000). Par conséquence, la
récupération des ÉGP est intimement liée à celle des sulfures de métaux de bases,
particulièrement de la pentlandite (J. D. Miller, 2006). La flottation des diverses espèces
37
de sulfures de métaux de bases décroît selon l’ordre suivant : chalcopyrite > pentlandite >
pyrrhotite (Ekmekçi et al., 2005).
1.4.1.1.2. Les moussants
Comme la plupart des collecteurs, les moussants sont des molécules hétéropolaires qui
permettent d’abaisser la tension interfaciale liquide-gaz (Bouchard, 2001). La
concentration nécessaire pour minimiser cette tension est inversement proportionnelle à la
longueur de la chaîne hydrocarbonée. Ils sont utilisés pour accroître la qualité des bulles
d’air et de l’écume à la surface de la pulpe. Leur effet permet de réduire la taille des
bulles à environ 0,1 mm à 1 mm et de maintenir leur forme sphérique. Ces petites bulles
sphériques remontent plus lentement à la surface ce qui favorise leur mise en contact avec
les particules hydrophobes. Les bulles s’agglomèrent à la surface de la pulpe pour former
l’écume qui forme le concentré en minéraux de valeur. Elle doit être assez stable pour
permettre aux particules hydrophobes de sortir de la cellule et à celles hydrophyles de se
drainer vers la cellule (Ekmekçi et al., 2003). La qualité de la mousse est donc un facteur
important des performances minéralurgiques. Elle est fortement influencée par le débit
d’air alimenté à la cellule. Lorsque celui-ci est plus élevé, la récupération d’eau et de
gangue au concentré augmentent également. La hauteur d’écume permet aussi de
diminuer la récupération de gangue et d’augmenter la teneur du concentré en permettant
de mieux libérer les particules de gangues emprisonnées entre les bulles. La mousse ne
doit pas être persistante ni trop fragile; la variation du type de moussant et du dosage doit
permettre d’ajuster la texture de la mousse. Chaque type procure au film de moussant à
l’interface liquide-gaz une viscosité et une perméabilité aux gaz qui lui sont propres.
Cette capacité se résume comme étant le pouvoir moussant qui varie selon les
caractéristiques chimiques de la molécule organique. Il existe plusieurs catégories de
moussants dont les acides crésyliques, l’huile de pin, les propylènes glycols, etc.
(Bouchard, 2001). Les propylènes glycols et leurs éthers sont très solubles et non-
ioniques. La mousse qu’ils forment est compacte et durable dont la destruction finale est
relativement facile. De plus, même à concentration élevée, ils ne produisent aucune
effervescence.
38
Par ailleurs, le type de moussants et la hauteur de l’écume a un effet important sur la
flottation de la chromite pour le minerai de l’UG-2 (Ekmekçi et al., 2003). Ainsi,
l’épaisseur de mousse, le débit d’air, le type de moussant et son dosage sont tous des
paramètres influençant l’efficacité de la flottation. Des changements sur le dosage (de 15
à 40g/t) amène des changements dans la récupération et la teneur de chromite au
concentré. Pour étudier le type de moussant, il a fixé le dosage à 60g/t. D’après une étude
réalisée sur différents types de moussants à un dosage fixe (60 g/t) sur la chromite
platinifère de l’UG-2, il existe deux catégories de moussants soit : les forts et les fragiles.
Elles sont respectivement représentées par le polyéthylène glycol (PEG) et le
triéthoxybutane (TEB). Selon les essais réalisés, le premier donnerait une plus grande
récupération d’eau, de chromite et de solide pour des hauteurs d’écumes similaires ainsi
que de plus grosses bulles dans les premières minutes de la flottation. Par contre, la teneur
en chromite dans le concentré serait relativement similaire pour les deux moussants. Bref,
le PEG semblerait former une écume plus stable. Toutefois, le caractère fragile du TEB
ne permettrait pas de réduire la teneur en chromite dans le concentré même si la
récupération de chromite est inférieure. Son instabilité le rendrait inapte à travailler à une
hauteur d’écume élevée.
1.4.1.1.3. L’activation
L’activation est un processus qui donne à une surface des propriétés qui permettent
une meilleure adsorption des collecteurs. Les mécanismes sont très divers et généralement
peu connus. Il existe néanmoins quelques cas qui sont relativement bien définis tel
l’activation de la blende (ZnS) par le sulfate de cuivre. Le mécanisme simplifié proposé
dans la littérature démontre que l’ion Cu2+ remplace le zinc de la blende pour former du
CuS (covelline), une espèce qui flotte très bien avec un collecteur approprié. L’activation
de la blende pourrait se faire avec plusieurs autres ions (Hg2+, Ag+, Cd++, Pb++, etc.). Ce
type d’activation démontre l’importance de la charge ionique de l’eau et de la nature des
ions en présences. Ainsi, plusieurs minéraux peuvent être activés de façon non-
prématurée par les ions en solution. Leur surface pourrait alors devenir sensible à la
chimisorption des collecteurs ou les adsorber physiquement par l’acquisition d’une
nouvelle charge.
39
Par exemple, la présence d’espèces cationiques dans l’eau aurait un effet positif sur la
cohésion du complexe pyrrhotite-xanthate-dixanthogène à pH 8,4 (Malysiak et al., 2002).
Le calcium, en particulier, forme du Ca(OH)+ à la surface de la pyrrhotite provoquant
l’apparition de sites positifs qui attirent électrochimiquement le xanthate. La nature de
cette réaction et les interactions qui la composent sont décrites dans la littérature (Rao et
Finch, 1991).
Par ailleurs, il a été prouvé que l’activation de la pyrrhotite peut aussi se faire par
l’ajout de sulfate de cuivre (Miller et al., 2005) (Ekmekçi et al., 2006). L’ion cuprique
remplace directement l’ion ferreux pour former de la covelline. Par contre, en milieux
alcalins, l’activation semble moins bien définie et controversée. Certaines études ont
prouvé que le cuivre est insoluble à des pH supérieurs à 8 et qu’il ne serait
conséquemment pas disponible pour l’activation de la pyrrhotite (Miller et al., 2005). De
plus, les particules de pyrrhotite étant très sensibles à l’oxydation, elles seraient alors
recouvertes d’hydroxyde de fer qui empêcherait toute réaction avec le minéral. Par contre,
d’autres études confirment que la récupération de l’espèce nickélifère affiche une nette
amélioration avec l’ajout de sulfate de cuivre, même en milieux alcalins.
L’activation de la pentlandite suivrait un processus similaire à celui de la blende. Des
essais de microflottation (Malysiak et al., 2002) ont démontré pour des conditions
expérimentales données que l’ajout de CuSO4 active la pentlandite. Le processus
s’effectuerait par chimisorption des ions Cu2+. L’interaction chimique serait assez forte
pour empêcher la précipitation de Cu(OH)2 à pH supérieur à 6,5. Par ailleurs, la présence
d’ions de calcium n’influence pas la flottation de la pentlandite. Cette interaction entre le
calcium et la pentlandite est purement électrostatique de sorte qu’elle n’empêche
aucunement l’adsorption des ions Cu+2 ou d’ions X-.
Enfin, l’ajout de sulfate de cuivre n’active cependant pas que la pentlandite ou la
pyrrhotite. En effet, les feldspaths seraient également activés (Malysiak et al., 2002). Ce
phénomène se produit par l’adsorption d’ions cuivriques et de Cu(OH)+ ou Cu2(OH)2+ à
pH alcalins. Les tests de microflottation effectués montrent qu’à pH 9, la récupération des
40
feldspaths activés est deux fois plus grande. Dans une dynamique semblable, la chromite
dénote une sensibilité à l’activation (Wesseldjik et al., 1999). Les mesures du potentiel
zeta prises en présence de sulfate de cuivre montrent une inversion de charge entre les pH
5 et 9. Alors, il y aurait adsorption d’espèces cuivriques positivement chargées comme le
Cu(OH)+ ou le Cu2(OH)2+ à la surface de la chromite. Les tests de microflottation
effectués affichent des résultats qui confirment cette hypothèse. En effet, la récupération
de la chromite en présence de CuSO4 dépasse largement celle obtenue sans activant. Cette
situation rend difficile la diminution de la teneur en chromite dans les concentrés de
flottation à l’UG-2. Par exemple, dans la plupart des fonderies de métaux du groupe du
platine, la chromite ne doit pas être présente à plus de 3% en moyenne étant donné qu’elle
forme des composés stables à plus de 2000°C qui affectent sérieusement l’efficacité de la
mise en fusion (Wesseldijk et al., 1999). Pour l’industrie des ÉGP, il est donc important
de minimiser la flottation ou l’entraînement de la chromite. Enfin, en comparant la masse
de gangue obtenue par la flottation avec du SIBX avec ou sans sulfate de cuivre,
l’activation de la gangue est fortement probable (Wiese, Harris et Bradshaw, 2005b).
L’ajout d’activants améliore également la récupération du nickel et de la pyrrhotite,
mais pas celle du cuivre. Par contre, l’utilisation de CuSO4 n’affecte pas ou peu la
récupération du nickel (Wiese, Harris et Bradshaw, 2006). Par contre, d’autres affirment
que l’addition de CuSO4 augmente la récupération du nickel due à l’activation de la
pentlandite (Ekemekçi et al., 2005). L’effet d’activation est beaucoup plus marqué pour la
pyrrhotite dont l’optimum se situe à un pH alcalin. Le sulfate de cuivre diminuerait la
quantité d’eau se rapportant au concentré (Ekemekçi et al., 2006). L’effet néfaste de
l’activant serait de favoriser la coalescence des bulles d’air et la déstabilisation de
l’écume.
1.4.1.1.4. Les déprimants
Lors de la flottation, certains minéraux indésirables se retrouvent dans le concentré. La
plupart du temps, les particules de gangue y aboutissent par entraînement. Certaines
particules de gangue se retrouvent coincées entre des agglomérats de bulles d’air et de
particules flottables et remontent alors à la surface. La gangue provient également de la
41
flottation des particules mixtes formées de gangue et de minéraux de valeur. Il est à noter
que ces processus peuvent parfois agir en même temps. C’est le cas du talc qui est le
minéral de gangue flottable le plus commun dans les mines de platinoïdes.
Il existe plusieurs moyens pour contrer ces différents processus. Certains, d’ailleurs,
entrent en action naturellement de sorte que des minéraux de valeurs sont parfois
déprimés involontairement. L’ajustement du pH est un facteur clé de la flottation. Il
devient alors un outil de dépression très utilisé, notamment pour déprimer la pyrite. En
effet, à pH élevé, il y a la formation d’hydroxydes à la surface des minéraux ce qui
empêche l’adsorption de collecteurs.
Certains agents modificateurs du pH peuvent également avoir des propriétés
déprimantes. C’est le cas du Ca(OH)2 sur la pyrite et la pentlandite. Les ions Ca2+
s’adsorbent physiquement par attraction électrostatique lorsque la surface minérale est de
charge opposée (Bouchard, 2001). Cette dépression est fonction du potentiel zeta de la
particule et du pH. Certains affirment cependant que la force d’adhésion des ions de
calcium n’est pas assez puissante pour enfreindre la chimisorption du xanthate; l’effet du
calcium serait donc minimisé.
La dépression de la gangue peut également se faire par l’ajout de polymères
organiques. Ces molécules à masse moléculaire très élevée sont utilisés comme
déprimants, dispersants ou floculants. Leur mécanisme d’adsorption est variable et n’est
pas encore connu avec certitude. Il peut résulter d’une association hydrophobique, de la
création de liaisons hydrogène, de l’attraction électrostatique ou d’une interaction
chimique (Bouchard, 2001). Les déprimants sont classifiées sous quatre catégories selon
leur polarité soit : non-ioniques, anioniques, cationiques et amphotériques (Bulatovic,
1999). Les espèces anioniques sont utilisées fréquemment dans la flottation des sulfures.
Un de ceux-ci est le carboxyméthylcellulose (CMC) dont la masse moléculaire varie entre
50 000 et 800 000 g/mol. Il a de bonnes propriétés de dépression des minéraux
magnésiens flottables, des silicates activés et du talc. La dépression de ce dernier est
influencée par la force ionique et le pH de la solution. La présence d’ions Mg+ dans la
42
solution améliore l’efficacité du CMC sur le talc (Bulatovic, 1999). Toutefois, il agirait
surtout comme dispersant qui nettoie la surface des particules de sulfures de nickel de leur
film de silicates magnésiens (Liu, Wannas et Peng, 2006). Sur une base industrielle, le
CMC est un déprimant utilisé dans la flottation des minéraux du groupe du platine, tout
comme la gomme de guar modifiée, qui est plus efficace sur les aluminosilicates, les
pyrophyllites, les chlorites et la calcite activée. Par contre, à dosage égal, le CMC serait
un déprimant plus faible que la gomme de guar dû à une concentration moindre en
éléments actifs et à une adsorption plus faible (Wiese, Harris et Bradshaw, 2005b).
Les colloïdes organiques de types cationiques ont prouvé leur efficacité afin
d’améliorer la flottation de la pentlandite et de la chalcopyrite. Ils comprennent le EDTA
et le diéthylène triamine (DETA). Ils influenceraient la sélectivité de l’adsorption du
xanthate entre les sulfures de cuivre ou de nickel et la pyrrhotite (Bulatovic, 1999).
L’activation du pyroxène peut être réduite par l’ajout d’amines complexes telles que
l’EDTA, le DETA et le TETA (O’Connor, Malysiak et Shackleton, 2006). L’abondance
du cuivre à la surface des particules de pyroxène diminue significativement lorsque ces
déprimants sont ajoutés.
D’autres déprimants peuvent être utilisés dans la flottation des MGP. L’utilisation de
l’acide sulfonique de napthalène améliore significativement les teneurs en ÉGP des
concentrés (Bulatovic, 1999).
1.4.1.2. Influence des conditions opératoires
En plus de la sélection des réactifs et de leur dosage, la flottation est contrôlée par une
multitude de paramètres opératoires plus ou moins maîtrisables qui sont, pour la plupart,
relativement bien corrélés entre eux. Par exemple, le débit d’air est un facteur important
sur la hauteur d’écume. Étant donnée leur diversité, les effets de tous les facteurs ne
seront pas énumérés dans ce présent travail.
43
En premier lieu, les conditions de broyage peuvent avoir un effet déprimant sur la
flottation des sulfures. En effet, l’utilisation d’un broyeur en acier crée un milieu plus
réducteur due à la corrosion de l’acier qui relâche du fer dans la solution formant à pH
alcalins des hydroxydes (Bradshaw et al., 2006). Ces composés recouvrent la surface des
particules de sulfures ce qui freine l’adsorption de collecteurs. Toutefois, l’ajout de
CuSO4 contrebalance cet effet négatif sur la flottation (Ekmekçi et al., 2005). L’utilisation
d’un broyeur en acier inoxydable de laboratoire n’aurait pas autant d’influence sur la
récupération de la chalcopyrite (Bradshaw et al., 2006). L’utilisation d’un broyeur en
acier combiné à l’ajout d’activant donne une meilleure stabilité de l’écume ainsi qu’une
plus grande récupération d’eau, de solide et de nickel (Ekmekçi et al., 2005).
La densité de la pulpe est aussi un facteur relativement déterminant. Un mélange trop
chargé nuit au contact bulle-particule. Les densités observées dans la littérature varient
entre 25% et 35% massique en solide. L’agitation est également un facteur clé car elle
permet de mettre en contact les bulles et les particules. Dans la cellule Denver, c’est
également le moyen de créer les bulles. En effet, le rotor de l’agitateur aspire l’air au
centre de la cellule puis la disperse par les pales. La vitesse d’agitation standard est 1200
rpm. Par contre, l’augmentation de la vitesse de rotation de l’agitateur aurait un effet
bénéfique sur le taux de flottation des minerais platinifères, mais la teneur du concentré
Afin de réaliser les analyses à l’ICP-AES, la roche doit être mise en solution. La
chromite est un minéral assez réfractaire à sa mise en solution. Plusieurs méthodes de
dissolution comme la digestion dans l’acide sont présentées dans la littérature (Balcerzak,
2002). La méthode retenue est la fusion alcaline en raison de sa rapidité, de la
disponibilité des équipements au laboratoire de l’INRS-ETE et de l’expertise des
membres de l’équipe. La procédure consiste à chauffer dans des creusets de platine un
mélange de métaborate de lithium, de bromure de lithium et de fluorure de lithium avec
environ 10 mg d’échantillon. Cette petite quantité de matériel amène à être vigilant sur la
qualité des échantillons prélevés afin de s’assurer de la représentativité des résultats. La
démarche d’échantillonnage est présentée à la section 3.1.1. Pour s’assurer de la
représentativité des résultats, les analyses ont été complétées en triplicata durant
lesquelles 80 mg d’échantillon ont été prélevés. Le tableau suivant présente la liste des
éléments analysés à l’ICP-AES.
Tableau 8 : Éléments analysés et leur longueur d’onde correspondante Al2O3 Al_396,153 Cd Cd_226,502 CaO Ca_317,933 Co Co_230,786 Fe2O3T Fe_238,204 Cr Cr_205,560 K2O K_766,490 Cu Cu_324,752 MgO Mg_280,271 Ni Ni_231,604 MnO Mn_257,610 Sc Sc_361,383 Na2O Na_589,592 Sr Sr_421,552 P2O5 P_213,617 V V_292,402 S S_180,669 Zn Zn_206,200 SiO2 Si_212,412 Y Y_371,029 TiO2 Ti_334,940 Zr Zr_343,823 As As_193,696 Pb Pb_220,353 Ba Ba_455,403 La La_408,672
Pour vérifier la méthode de dissolution, un blanc analytique et quatre standards
(SARM8, SAMR9, BCR 2, BHVO 2) ont également suivi le traitement des échantillons.
64
4.2.1.2. Analyse du soufre, du carbone et de l’azote total (CSN)
L’analyse du soufre, du carbone et de l’azote total du minerai de départ a d’abord été
effectuée sur un appareil Leco dont la limite analytique est de 0,01 %. La masse
d’échantillon prélevée pour l’analyse est de 2 mg. Ce dernier est inséré dans une nacelle
d’argent à laquelle du pentoxyde de vanadium est ajouté comme oxydant. L’analyse
comprend 12 réplicas du même produit. Les concentrés de flottation et certains rejets ont
également été analysés de la sorte.
Ensuite, afin de diminuer l’erreur analytique, le minerai de départ a été analysé en cinq
réplicas au COREM sur un appareil Leco dont la limite de détection était de 0,005 % et la
précision à 0,2 %. De plus, la masse d’échantillon utilisée est de 0,2 g soit 100 fois
supérieure à l’analyse précédente.
4.2.2. Les éléments en ultra-traces
L’analyse des ultra-traces vise d’abord à déterminer s’il y a bel et bien la présence
d’éléments du groupe du platine, puis à quantifier leur teneur dans le minerai. Elles ont
été réalisées sur un spectromètre de masse (ICP-MS) Optima 3000 du laboratoire des
éléments ultra-traces de l’INRS-ETE et sur un ICP-AES. Le tableau suivant montre les
Runger, 1999). La modélisation s’est fait pour chacune des sept réponses (désignées par
Y) obtenues après les différentes analyses. Les tableaux suivants présentent d’abord la
désignation de chacune des réponses puis les résultats obtenus selon les essais effectués
(se référer aux tableaux 5 et 6 respectivement en page 54 et 55 pour connaître les
conditions d’opération des essais).
Tableau 19 : Réponses et leur désignation respective Réponses Désignation
Y1 Récupération du solide dans le concentré Y2 Concentration en soufre dans le concentré Y3 Récupération du soufre dans le concentré Y4 Concentration en cuivre dans le concentré Y5 Récupération du cuivre dans le concentré Y6 Concentration en nickel dans le concentré Y7 Récupération du nickel dans le concentré
Tableau 20 : Résultats des essais de flottation issus du plan d’expériences Y1 Y2 Y3 Y4 Y5 Y6 Y7 No de
2) Balcerzak, M.; 2002, « Sample Digestion Methods for the Determination of Traces of Precious Metals by Spectrometric Techniques », Analytical Sciences, Vol. 18, No. 7, pp. 737-750.
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141
9. Annexes
9.1. Annexe A : Composition des différentes lithologies du complexe de Ménarik
Les tableaux suivants montrent d’abord les résultats de l’analyse des éléments majeurs
pour les différentes lithologies du complexe de Ménarik. Ils montrent aussi les teneurs en
ÉGP de ces lithologies dans le tableau 38.
Tableau 37 : Composition en éléments majeurs des lithologies du CDM (tiré de Houlé, 2000)
142
Tableau 38 : Composition en éléments majeurs des lithologies du CDM (tiré de Houlé, 2000)
143
9.2. Annexe B : Compléments de l’analyse minéralogique
Cette annexe propose des informations supplémentaires et détaille certaines
informations données précédemment dans le chapitre 4. D’abord, les tableaux suivants
détaillent les résultats des analyses des éléments majeurs et des éléments du groupe du
platine.
Tableau 39 : Teneurs moyennes des éléments majeurs et traces
Tableau 42 : Composition des minéraux sélectionnés pour les calculs de l’interprétation modale des sulfures
Minerai de départ Chalcopyrite Pentlandite Pyrrhotite Pyrite Millérite
Fe 0,20% 30,43% 32,58% 62,44% 46,67% 0,00% Ni 0,21% 0,00% 34,32% 0,00% 0,00% 64,84% S 0,20% 34,94% 33,10% 37,56% 53,33% 35,16%
Cu 0,08% 34,63% 0,00% 0,00% 0,00% 0,00%
146
9.3. Annexes C : Cartes du complexe de Ménarik
Cette section amène des informations géographiques et géologiques sur le complexe de
Ménarik. Ainsi, à la figure 36, on distingue la distribution des indices chromifères et de
sulfures dans le complexe de Ménarik.
0 500 m
S-5
Cr-16
Cr-18
Cr-31
Cr-26
Cr-25
Cr-20-17
Cr-24
Cr-21Cr-22
Cr-23
Cr-7
Cr-6
Cr-4Cr-2
Cr-5 Cr-32
Cr-11
Cr-14Cr-12
Cr-12:
Cr-29
Cr-28Cr-9
Cr-19 Cr-8 Indice Poirier
S-6
S-4
S-20
S-3S-17
S-17
S-2:
S-18
S-1
Cr-1
Cr-3
Distribution des indices de chromitites et de sulfures dans le complexe du Ménarik
Cr-10
Cr-15Cr-30
Sulfures de Ni-Cu Chromitites
Cr-27
Figure 36 : Carte de localisation des zones de chromitites qui ont été étudiées dans le
cadre de ce projet (tirée de Laflèche et al., 2006)
147
Figure 37 : Carte géologique du secteur Nord du complexe de Ménarik (tirée de
Laflèche et Bergeron, 2002).
Cr-16Cr-1
Gabbro
Tonalite
Peridotites
Section transversale (Cr-1 et Cr-16)
200 m
150 m
100 m
50 m
0 m
-50 m
-100 m
-150 m
5919350 N5919300 N
5919250 N5919200 N
5919150 N 5919050 N5919100 N 5919000 N
5918950 N
346550 E 346500 E 346450 E
Figure 38 : Section transversale des indices chromifères Cr-1 et Cr-16.
148
Figure 39 : Photographies de terrain montrant les caractéristiques de la zone de
dynamitage sélectionnée pour le prélèvement de l’échantillon métallurgique (Indice Cr-1, secteur Nord du complexe de Menarik) (tirée de Laflèche et Bergeron, 2002).
149
9.4. Annexe D : Résultats d’analyses à la sonde EDS
Au cours des observations au MEB, plusieurs analyses à la sonde EDS ont été réalisées
sur les phases minérales d’intérêt. Les spectres sont reliés aux photos présentées à la
section 4.2.4.2 aux pages 77, 78 et 79. Certaines analyses sont sous forme spectrale,
d’autres sous forme de tableau dépendamment de l’appareil utilisé.
Tableau 43 : Spectre EDS de la figure 24 Éléments Spectre 1 Spectre 2 Spectre 3
O 27,35 50,81 47,26 Mg 4,53 20,55 12,22 Al 0,82 5,74 2,91 Si 2,61 17,54 9,66 S 1,2
Ca 0,63 0,72 Cr 1,69 0,72 Fe 0,83 3,02 1,83 Cu 3,91 Tc 5,37 Pd 42,71 21,85 Sb 6,95 2,83 Te 3,72
Total 100,00 100,00 100,00
Tableau 44 : Spectre EDS de la figure 26 Éléments Spectre 1 Spectre 2 Spectre 3 Spectre 4
O 21,94 32,53 50,25 Mg 3,73 5,74 18,44 Al 0,77 1,46 3,45 Si 2,42 3,29 19,76 S 36,04
Ca 3,22 Cr 0,74 1,63 Fe 0,72 24,26 3,24 Ni 39,7 Cu 2,06 4,38 Tc 2,04 2,68 Pd 53,01 39,53 Sb 10,07 6,4 Te 2,55 Bi 3,96
Total 100,00 100,00 100,00 100,00
150
Tableau 45 : Spectre EDS de la figure 30 Éléments Spectre 1 Spectre 2 Spectre 3
O 19,39 41,28 38,5 Mg 10,14 10,84 Al 7,05 6,29 Si 5,12 5,36 Cr 6,11 18,6 20,35 Fe 4,95 17,82 18,66 Tc 26,98 Pd 19,86 Te 22,72
Total 100,00 100,00 100,00
Tableau 46 : Spectre EDS de la figure 31 Éléments Spectre 1
O 4,21 S 49,49 Cr 7,34 Fe 10,18 As 0,7 Sr 3,16 Tc 56,42 Ru -48,2 Rh 13,92 Pd -4,51 Re 3,9 Os -0,01 Ir -0,02 Pt 3,41
Total 100,00
Tableau 47 : Spectre EDS de la figure 32 Éléments Spectre 1
O 28,9 Mg 3,15 Al 4,91 S 26,5 Cl 2,2 Ca 3,21 Cr 10,49 Fe 7,64 As 0,7 Sr 4,73 Rh 7,57
Total 100
151
Tableau 48 : Spectre EDS de la figure 33 Éléments Spectre 1 Spectre 2 Spectre 3 Spectre 4 Spectre 5
O 31,23 10,93 50,43 Mg 1,3 2,27 18,62 Al 8,09 3,54 Si 1,69 18,7 S 36,13
Ca 2,09 Cr 1,24 1,51 28,71 0,84 1,69 Fe 1,7 29,08 30,66 1,02 3,12 Cu 33,28 1,34 Tc 6,77 Pd 43,5 57,86 1,81 Sb 26,52 13,38 Te 9,15 3,89 Bi 17,89
Total 100,00 100,00 100,00 100,00 100,00
Tableau 49 : Spectre EDS de la figure 34 Éléments Spectre 1 Spectre 2 Spectre 3
O 10,65 48 F 1,55
Mg 1,18 21,94 Al 8,38 Si 0,82 17,78 S 36,2 Sc 4,79 Cr 1,34 Fe 22,8 2,56 Ni 39,44 Pd 40,2 Ag 39,3 Cd 3,07
Total 100,00 100,00 100,00
Les spectres précédents ont été réalisés à l’aide de la sonde EDS du microscope
électronique à balayage de l’INRS-ETE. Certaines irrégularités sont tangibles comme la
présence de technétium (Tc). Elles sont probablement dues aux interférences reliées à
l’émission des rayons x de la surface de la lame. Malgré tout, les analyses permettent de
distinguer la composition générale des phases observées. Les spectres qui suivent ont été
générés par la sonde EDS du MEB du département de génie géologique de l’université
Laval.
152
Figure 40 : Spectre EDS du MGP des figures 28
Figure 41 : Spectre EDS du MGP de la figure 29
153
9.5. Annexe E : Compléments d’observation du concentré de flottation
L’annexe E permet, par les photos qui y sont montrées, d’observer des détails d’un
concentré de flottation. Ces photos ont été prises sur un microscope électronique à
balayage. On peut y voir des exemples de MGP libérés et non-libérés et l’aspect général
de la granulométrie du concentré de flottation.
Figure 42 : MGP non libérés emprisonnés
dans un silicate (1000X) Figure 43 : Agrandissement figure 42
(5000X)
Figure 44 : Aspect général de la taille des particules dans un concentré de flottation
(1000X)
Figure 45 : Aspect général du degré de libération (2500X)
154
Figure 46 : Phase platinifère (Pd) non
libérée dans un grain de sulfure de nickel (2000X)
Figure 47 : MGP libéré (5000X)
155
9.6. Annexe F : algorythme de programmation utilisé pour la modélisation statistique des résultats de flottation
Voici l’algorithme utilisé lors la modélisation. Il a été programmé à l’aide du logiciel